甘肃某金矿石中金的赋存状态研究

为给甘肃某低品位金矿石的选矿试验提供理论依据,通过多种现代测试手段对矿石中主要载金矿物的特征和金矿物的种类、形态、粒度、产出形式、解离特性等方面进行了较详细的研究,结果表明矿石中金部分呈微细粒～微粒自然金或银金矿沿载金矿物的边缘、粒间、裂隙及孔洞充填分布,部分则呈包裹体嵌布在载金矿物内部。影响金矿物富集回收的主要因素是矿石中金品位低、硫化物含量高、金的赋存状态较为复杂。     

提高含砷锑微细粒金矿选矿回收率的生产实践

甘肃某含砷锑微细粒浸染型金矿石原有的选矿工艺流程为单一浮选,选矿回收率仅65.21%。生产实践中,通过增加重选,有效地回收了矿石中的颗粒金矿物,重选回收率5.81%;在磨矿分级回路中增加了闪速浮选,有效避免了部分有用矿物的过磨,回收率达到7.06%;磨浮系统改为阶段磨矿阶段选别,浮选回收率达到68.13%;浮选尾矿通过环保提金剂浸出,尾矿浸出回收率达到6.78%。通过上述改造,联合选矿工艺流程选矿回收率达到了87.78%,较改造前提高了22.57个百分点,较大程度地提高了资源利用率,经济效益显著。     

广宁黄泥坑金矿金赋存状态及综合回收工艺

结合化学多元素分析、偏光显微镜检测、扫描电镜及能谱分析以及选择性溶金物相分析等多种技术手段,系统研究了广东省广宁县黄泥坑金矿代表性矿石中的金赋存状态。结果表明,黄泥坑岩金矿属于脉状构造蚀变岩型矿床,矿石中主要可供回收的目的元素为金、银,含量分别为4.0 g/t、4.03 g/t,矿石中的金与毒砂关系密切,以亚显微态及原子晶格态赋存于毒砂中的Au分布率达到了60.79%,其主要的自然金矿物-银金矿多与毒砂密切连生,同时矿石中的毒砂嵌布粒度细小。根据工艺矿物学研究结果,推荐采用全浮选工艺处理黄泥坑金矿,在合理的磨矿细度和药剂制度条件下,推荐工艺全流程闭路试验获得了金精矿含Au 68.80 g/t、Au回收率为97.68%的选矿指标。     

砂矿颗粒沉降运动规律试验研究

在滨海砂矿开采中, 为给管道输送工业设计提供必要的试验数据和优化输送参数, 从沉降机理出发对不同颗粒级配的砂矿进行了单颗粒及群体颗粒沉降试验研究, 分析了粒径及浓度对颗粒沉降规律的影响, 得出了沉降速度计算公式。结果表明, 浓度和颗粒直径是影响群体沉降速度的主要因素; 所得沉降速度计算公式的计算值与实测值误差较小, 可为砂矿管道输送参数计算提供参考。     

某石英脉型金矿选矿技术研究及工业实践

河南某岩金矿床属于国内典型的石英脉型金矿,其矿石性质兼具了国内石英脉型矿床的共性。研究结合了其矿石性质的特性,在总结了我国传统的石英脉型金矿选矿工艺流程优缺点的基础上,针对其现场生产存在的磨矿能耗高、重金属离子污染、选矿指标不高的现状,有针对性的选用高效、环保、节能的处理工艺及选矿药剂,并成功应用于该矿山生产,取得了显著的经济效益和社会效益。     

累托石选矿工艺探讨

介绍了累托石选矿工艺的沿革,以及随着矿石性质变化进行的工艺调整等.指出给矿不稳定、矿物单体解离不充分,造成精矿产率偏低,选矿指标不理想,对此,作者提出了具体的改进建议.     

含金硫精矿焙烧除砷选铁-硫脲法提金试验研究

对含低品位金的硫精矿进行再选, 获得含硫50%左右的再选硫精矿;对再选硫精矿进行二段焙烧除砷脱硫, 可以获得含砷0.056%、含铁61%左右的烧渣, 且其中金、银得以富集;对烧渣进行了稀硫酸预处理-硫脲浸金试验, 浸金试验结果表明, 当磨矿粒度为-0.074 mm粒级占60%, 矿浆pH=1～2, 液固比为1∶2, 硫脲用量为10 g/L, 硫酸铁用量为3 g/L, 浸出时间为6 h时, 金的浸出率达90.4％。     

小秦岭难选氧化金矿选冶试验研究

对小秦岭地区难选氧化金矿石进行了选冶试验研究,用浮选法将低品位矿石富集成高品位的精矿,精矿用炭浸法回收,原矿金1.82 g/t,浮选金回收率80.52%,炭浆提金回收率97.53%,金总回收率78.53%.既降低了矿石人选品位,又提高了经济效益.     

某金精矿中铅综合回收流程对比试验研究

为了有效回收某金精矿中的铅,针对金品位45.60 g/t、铅3.01%的浮选金精矿,进行了选矿流程方案技术经济对比。试验结果表明：最终采用铅硫分离—铅、硫精矿分别再磨浸出工艺替代原有金精矿再磨浸出工艺,不仅可以综合回收伴生的方铅矿,而且可提高金银回收率,获得指标为：铅精矿铅品位56.73%、回收率79.83%,金总回收率为94.55%,银总回收率为91.67%,分别高出现场生产工艺3.85、9.42个百分点。该工艺解决了从原矿直接进行金、铅分离成本高、从浸渣中回收泥化方铅矿难的问题,分别再磨浸出避免了部分金进入铅精矿中导致金收益低的问题,有效提高了该类伴生资源综合利用水平。     

蚀变岩型低品位金矿中金的赋存状态量化研究

蚀变岩型金矿是一种重要的金矿石类型。采用化学分析、X射线衍射（XRD）、工艺矿物学参数自动分析系统（BPMA）、扫描电子显微镜（SEM）、X射线能谱（EDS）等技术,对胶东地区新立蚀变岩型金矿石中金的赋存状态进行量化研究。结果表明：矿石金品位为2.2g/t,金属硫化物主要为黄铁矿,含少量方铅矿和微量黄铜矿;脉石矿物主要为石英和绢云母,含少量钾长石等。金矿物为金-银互化物,其中银金矿占85.33%,金银矿占13.84%,自然金占0.83%;金矿物平均成色为620.8 ‰;载金矿物以黄铁矿为主,与黄铁矿存在镶嵌关系的金矿物占有率高达96.42%;金矿物在0～2mm矿石综合样中以包裹金、粒间金为主,含少量裂隙金,其占有率分别为34.81%、34.73%和11.01%,并可见裸露连生金（19.39%）和微量单体金（0.06%）;金矿物粒度分布不均匀,粗粒金（＞74μm）、中粒金（74μm～37μm）、细粒金（37μm～10μm）、微粒金（＜10μm）的占有率分别为30.56%,12.96%,46.84%和9.64%;黄铁矿的嵌布粒度较粗,主要呈中粒—粗粒嵌布,易于解离,有利于浮选。研究结果表明,浮选富集黄铁矿等硫化物可以有效富集金矿物,对精矿再磨,有利于金的回收;同时应注意对粗粒金的回收。     

乳化-絮凝对某金尾矿中微细粒金回收的影响

陕西小秦岭某浮选金尾矿中的金矿物粒度微细,主要以自然金和硫化物包裹金形式存在。为充分回收该尾矿中的金,并了解乳化-絮凝对微细粒金矿物的强化回收效果,进行了常规浮选和乳化-絮凝浮选工艺条件对比试验。结果表明,在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为100 g/t、2#油为12 g/t的情况下1次常规浮选,可获得金品位为14.00 g/t、金回收率为34.50%的金精矿;在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为60 g/t、2#油为12 g/t、乳化剂月桂酸皂用量为10 g/t、絮凝剂LR用量为20 g/t的情况下1次乳化-絮凝浮选,可获得金品位为17.31 g/t、金回收率为77.14%的金精矿。与常规浮选精矿指标相比,乳化-絮凝浮选在捕收剂丁基黄药用量下降40 g/t的情况下,金精矿金品位提高了3.31个百分点、金回收率提高了42.64个百分点,表明月桂酸皂乳化-LR絮凝可强化细粒金矿物的回收、大幅度地改善浮选精矿指标。     

KYZ-E型浮选柱选别金矿石的研究

针对金品位较高的细粒级矿物在浮选尾矿中流失、导致选别作业回收率低的问题,根据该金矿矿石特点,采用KYZ-E型浮选柱开展了半工业试验研究。试验表明,配备E型静态混合充气器的KYZ-E型浮选柱运行平稳,粗选尾矿品位降至0.46 g/t,金回收率75.21%,其中-38μm粒级金回收率达到88.50%,可以看出浮选柱对细粒级矿物的回收效果良好。     

山东某金矿选矿工艺设计

介绍山东某金矿选矿工艺设计。通过分析矿石性质和选矿试验结果,结合国内类似矿山生产实践,采用一段分级磨矿、快速浮选一次粗选、两次扫选、三次精选,浮选中矿再分级再磨再选工艺流程,设计生产规模为采选矿石量66万t/a,年产金精矿2.574万t,金精矿品位64 g/t,金回收率96%。选矿厂已于2014年6月正式投产,运行正常。     

四川某石英脉型金矿联合选矿工艺

研究四川某石英脉型金矿选矿工艺,采用重选—浮选—磁选联合流程,可获得金精矿产率5.83％、金品位82.76 g/t、回收率94.47％的综合选矿指标.联合工艺流程适合矿石资源特点,可用于同类型金矿资源开发利用.     

某金矿可选性试验研究

对某金矿石进行了可选性试验研究。原矿含金4.0953 g/t, 大部分以明金的形式存在。试验采用摇床和重砂的方法先回收矿石中的明金, 金精矿产品含金520.7 g/t, 回收率达67.54％, 尾矿进行氰化提金。通过摇床和人工重砂回收粗粒金, 氰化回收矿石中较细粒的金, 当磨矿粒度为-0.074 mm占65％、氰化钠浓度0.08％、氰化时间16 h时, 金的浸出率达93.08％(对作业), 金的总回收率达97.79％。     

某细粒贫硫金矿石选矿工艺研究

陕西某金矿石中主要为微粒和超微粒自然金,主要为粒间金和部分包裹金,为合理开发利用该金矿资源,针对该矿石性质进行了重浮联合流程选别试验,重选利用尼尔森选矿机进行试验。试验最终获得的金精矿1金品位5 250 g/t,对重选尾矿进行浮选,获得的金精矿2金品位41.17 g/t,金总回收率达95.45%,尾矿金品位0.09 g/t。相较于单一流程,联合工艺的应用有助于获得更好的选冶指标,使矿产资源得到合理的开发利用。     

某极微细粒难选金矿选冶工艺研究

某浸染型金矿嵌布粒度极微细, 采用单一浮选或氰化浸出回收率低, 回收难度大。对其开展了“浮选-粗精矿+中矿酸浸除杂-尾矿除钙”和“焙烧-氰化浸出”两种选冶联合工艺流程研究, 并对不同工艺进行了盈利初评计算。结果表明, 二种工艺均可获得金回收率80%以上的优良指标, 预期经济效益显著。研究结果可为矿山提供抉择依据。     

某氰化提金尾矿综合回收金的试验研究

论述了采用浮选工艺流程，对某矿山现场生产过程中经过氰化浸金以后、尾矿处理之前的生产尾矿进行了实验室试验研究，通过不同条件和闭路试验研究表明：采用两粗两扫两精的原则浮选工艺流程，取得效理想的金精矿品位试验指标，有效地回收了该氰化尾矿中的有价元素金。     

铁氧化物包裹类金矿提金的研究现状

部分难处理金矿中存在铁氧化物对金包裹的现象而阻碍提金过程,通过破坏铁氧化物结构可使金暴露而提高金浸出率。铁氧化物包裹金主要来自难处理金矿的氧化焙砂。目前针对此类金矿提金的工艺研究较少,主要包括酸溶法、还原法、氯化焙烧法、炼铁—电解法等。酸溶法工艺简单,效果较差;还原法工艺复杂,可获得较好的浸金效果;氯化焙烧法适应性强,综合利用效果好,但设备投资及维护费用高;炼铁一电解法可在富集金的同时生产纯铁,节约能耗,对矿石要求稍高。     

铊离子强化金精矿氰化浸出的研究

通过对混合电位模型的研究, 提出了铊离子对金氰化溶解只有在辅以阴极强化的条件下才具有显著强化作用的观点。以某硫化物金精矿为对象进行的强化氰化浸出试验表明, 不加入辅助氧化剂时, 铊离子对氰化浸金的强化作用并不显著;加入H₂O₂作为辅助氧化剂时, 取得了显著提高金浸出率的效果。对于常规氰化浸出48 h 只有54.89 %金浸出率的金精矿, 采用铊离子和H₂O₂ 协同强化时, 经过一段4 h 、二段12 h 总共16 h 的两段浸出, 即可达到92%以上的金浸出率。